煤层

时，前滚筒在上割顶煤，后滚在下筒割底煤。 采煤机滚筒旋转时， 滚 20 筒上的截齿将煤 破碎 并由螺旋叶片装入刮板输送机，少量煤在推移刮板输送机时被铲煤板装入刮板输送机内，极少量散落在支架与 刮板输送机间的浮煤 由人工装入 刮板输送机。 采煤机 进刀方式为 端部 割三角煤斜切进刀 ， 进刀的过程 如下 ： （ 1）进刀准备：采煤机割至工作面端头后，将采煤机后面 15m 以外的工作溜已移近煤壁

时，前滚筒在上割顶煤，后滚在下筒割底煤。 采煤机滚筒旋转时， 滚 20 筒上的截齿将煤 破碎 并由螺旋叶片装入刮板输送机，少量煤在推移刮板输送机时被铲煤板装入刮板输送机内，极少量散落在支架与 刮板输送机间的浮煤 由人工装入 刮板输送机。 采煤机 进刀方式为 端部 割三角煤斜切进刀 ， 进刀的过程 如下 ： （ 1）进刀准备：采煤机割至工作面端头后，将采煤机后面 15m 以外的工作溜已移近煤壁

f≤3 牵引方式： 液压传动，摆线轮销轨式无链牵引 牵引力（ kN）： 150 牵引速度（ m/min）： 0～ 5 摇臂摆角（ 176。 ）： ～ 控制方式： 手动芯线控制 操纵方式： 手动、中间牵引和两端调高、停机 拖动电缆规格 (mm2): 95＋ 125＋ 310（ 660V 用） 70+125+76（ 1140V 用） 拖动冷却喷雾水管规格 : Φ19 降尘方式 : 内外喷雾 供水压力

27 支护强度 27 支护效率 27 千斤顶参数的设计 28 推移千斤顶 28 侧推千斤顶 28 4 立柱结构设计和强度校核 29 单伸缩立柱缸径和工作阻力的确定 29 单伸缩立柱缸径的确定 29 泵站压力的确定 29 立柱初撑力 的计算 29 立柱工作阻力的计算 30 立柱缸体壁厚的计算 30 油缸稳定性验算和立柱强度校核 31 油缸稳定性验算 31 活柱强度验算 31 缸体与缸底焊缝强度验算

530 轨道集中巷交汇处附近 (31钻孔在 530 胶带集中巷运输联络巷与 530 胶带集中巷交汇处向内 40m 处、 32钻孔在 530 胶带集中巷运输联络巷与 530 轨道集中巷交汇处 )，两钻孔均垂直所在巷道侧帮， 31钻孔倾角 8176。 开孔， 32钻孔倾角 7176。 开孔，终孔位置在 3 煤层顶板 （预计 两钻孔孔深均为 左右 ）。 53001 H=11m ∠52176。

时的应力场以及对下层煤应力分布 影响的数值模拟，并综合模拟结果进行研究分析，确定应力集中区域，从而判定了冲击危险性。 国内外对条带开采进行了大量研究，取得了丰硕的成果，在单一煤层条带开采预测方法及预测参数、煤柱稳定性评价方法等进行了大量研究，但对多煤层条带开采的相关研究较少，特别是对多煤层条带开采煤柱的稳定性、地表移动预测参数等研究更少见

在前探梁上， 然后两帮人员将顶网托起交 给 工作台 上 2 人，同时后面 2 人将前探梁推至窝头。 前探梁推移到指定位置后，上好防退销， 并确保 防退销牢固、 有效。 工作台上人员配合将顶双钢筋梯子梁与顶网位置摆放合适（保证锚杆打设间排距符合规定、与中线的相对位置及铺网居中）。 临时护顶、护帮： 将 前探梁专用护帮装置吊挂在前探 梁端头 ， 并将护帮板安放完好，在空顶处使用护顶大板配合前探梁护顶

井田范围 14 个拐点的坐标详见表 2－ 1－ 1。 井 田 拐 点 坐 标 表 1 17 表 2－ 1－ 1 拐点号 X Y 拐点号 X Y 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 /储 量 本井田共有可采、局部可采煤层 7 层，各煤层编号自下而上为 B0、 B B B BB B6，其中 B4 煤层在井田中东部又分叉成 B41 和 B42。

自上而下可采及局部可采煤层有 8 8 9 及 15号煤层，总厚度达。 其中 15 号煤全区稳定可采，为主要可采煤层，也是首采煤层，最大厚度 ，平均厚度。 各可采煤层顶底板岩性大同小异，一般为泥岩、砂质泥岩，太原组个别煤层直接顶为石灰岩，山西组有的煤层顶底板为砂岩。 主要标志层特征：由下至上分为 15 号煤以下至 K1层段，岩层中多含铝质，并有 1～2 层铝土泥岩作为煤系终止；

时可能产生底鼓引起突水。 在施工中 应 加强安全措施，防止突水事故发生。 煤层特征 及层数 本矿为石炭～二叠纪含煤地层。 石炭系煤层薄、不稳定、煤质差，并且顶板多为石灰岩，水文、工程地质条件复杂，暂不作勘查对象。 二叠纪含煤地层，总厚约 990m，含煤 20～ 30层，煤层总厚 20～ 26m。 上石盒子组下部含 3三个煤组，多为薄煤层。 下石盒子组含 8等四个煤组，为矿井主要含煤段。